某某矿井的研究报告.doc

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1、前 言随着矿井开采深度的增加，瓦斯涌出量和煤与瓦斯突出危险性也不断增大，瓦斯已成为制约矿井安全生产和高产高效的主要因素。实践告诉我们：“瓦斯不治，矿无宁日”，“治理瓦斯就是解放生产力，治理好瓦斯就是发展生产力”。治理好瓦斯就是安全，就是效益，就是职工的最大福利。平煤XX原设计为三级瓦斯矿井管理，但投产后随着开采深度的不断延伸，瓦斯涌出量逐渐增大，逐步升为高沼矿井。89年被重庆煤科院鉴定为煤与瓦斯突出矿井，97年又被其鉴定为严重煤与瓦斯突出危险矿井。XX突出工作面占全公司3040%。自84年10月13日发生第一次煤与瓦斯突出以来，累计突出34次，突出煤量在百吨以上的次数占全公司的60%，且采掘工

2、作面最大突出都发生在XX，2000年10月15日戊二皮下在掘进过程中发生突出，突出煤量562吨，瓦斯量30103m3，抛煤距离65m，并发生瓦斯逆流现象。经过多年来的实践和总结，我们摸索出来的分源抽放综合治理瓦斯、“六位一体”防突措施、防突工作面分级管理、一次循环两次效检和抽放“五大”等技术 对治理瓦斯效果显著，经过在己15-12100突出危险综采工作面的初步试验，取得了显著效果。己15-12100采面2002年11月投产，累计生产12个月，月产量平均达到9万吨，没有发生一次煤与瓦斯突出事故，实现了安全生产和高产高效。分源抽放综合治理瓦斯技术在XX己1514060采面、戊9.1012170采面

3、、己1512130采面和己1514030采面等高突采煤工作面和公司其他各矿高突工作面都得到非常广泛的应用，并取得了显著效果。随着二水平的开采，XX以及所有高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井都将遇到瓦斯和突出问题，该治理瓦斯技术对今后矿井瓦斯治理工作，将有更深远的重要意义。1.矿井概况1.1矿井简介XXXX始建于1966年12月21日，是我国自行设计和施工的第一座特大型矿井，设计生产能力300万吨，1981年2月13日一期工程投产，1984年12月30日二期工程投产。1992年经煤炭部重新核定矿井生产能力为180万吨。XX属于边设计、边建设的特大型矿井，水、火、瓦斯、煤尘、顶板、地温高、煤与瓦斯突出，

4、七大自然灾害俱全。XX矿井含煤面积43.8平方公里，东西长12.5公里，南北宽3.65公里，原始能利用储量4.487亿吨，目前剩余可采储量2.55亿吨。可采煤层自上而下共有三组四层,即丁5.6煤层（平均厚度2.0m）；戊9.10煤层（平均厚度4.2m）；己15煤层（平均厚度3.5m）;己16.17煤层（平均厚度1.6m）；其中戊9.10煤层和己15煤层为突出煤层，煤层均有煤尘爆炸危险性，爆炸指数：24.4735.31%，同时，XX为二级自燃发火矿井，三组煤层均具有自燃发火危险性，自燃发火期为46个月。矿井采用立井两个水平生产，一水平标高：-430 m，二水平标高：-693 m。 大巷运输，开采

5、采用采区上下山开拓方式，采煤采用走向长壁全部垮落采煤法。 1.2通风及瓦斯情况矿井通风采用对角与分区混合的混合式通风系统，主扇工作方式为抽出式，共布置三个进风井筒（副井、新副井进风、主井辅助进风），四个回风井（东风井、西风井、丁一风井）。矿井总进风量：25340 m3/min，需配风量：24846 m3/min，总进风比：102%。 矿井原设计为三级瓦斯矿井管理，但投产后随着开采深度的不断延伸，瓦斯涌出量逐渐增大，逐步升为高沼矿井。89年被重庆煤科院鉴定为煤与瓦斯突出矿井，97年又被其鉴定为严重煤与瓦斯突出危险矿井。XX自1984年10月13日发生第一次煤与瓦斯突出以来，截止2004年为止，共

6、发生煤与瓦斯突出34次，掘进工作面最大一次突出发生在2000年10月15日戊二皮下，突出煤量560吨，瓦斯5万多立方米；回采工作面最大一次突出发生在1991年9月16日己15-13160综采面，突出煤量450吨，瓦斯22000立方米。戊组煤层始突深度为：标高-340m，垂深460 m；己组煤层始突深度为：标高-350m，垂深426 m。2、突出敏感指标和临界值的确定2.1煤与瓦斯突出特征井下的地质条件复杂多变，影响煤与瓦斯突出的因素在随机演变和组合，不同矿井的煤与瓦斯突出是不一样，同一煤层不同区域所发生的突出类型也不一样；即使同一突出类型，影响突出的因素在不同的地点的作用也不一样；经初步分析表

7、明，平XX煤与瓦斯突出具有如下特征：（1）突出受地质构造带、尤其是断层的影响十分明显，在矿井已经发生的突出中，多数分布在断层带附近。（2）突出以压出类型为主，目前所发生的34次突出中，煤与瓦斯突出5次，煤与瓦斯压出23次，煤与瓦斯倾出6次。 （3）突出与作业工序有关，在目前已经发生的34次突出中，放炮引起突出26次，割煤引起突出7次，掘进机掘进引起突出1次。（4）突出发生的巷道类型以煤巷为主，在目前发生的34次突出中，采面突出8次，煤层巷道突出26次。2.2突出机理分析煤与瓦斯突出是地应力、瓦斯压力和煤的物理力学性质综合作用的结果，采掘工作面煤岩体在地应力、瓦斯压力的作用下，积聚了大量的弹性潜

8、能，一旦煤体或煤体中较硬的块体在采掘应力的作用下突然破碎，积聚在在煤岩体中的弹性潜能瞬间释放，就会在工作面附近产生动力现象。在没有瓦斯作用，且媒质硬而脆时，这种动力现象表现为冲击地压；在瓦斯作用较小，煤层存在构造煤时，这种动力现象则表现为煤与瓦斯压出或倾出；当瓦斯压力达到一定的数量级、且煤岩体中的弹性潜能的释放能使煤体破碎并产生移动、瓦斯解吸和瓦斯内能的释放使煤体破碎和移动加强，煤的进一步破碎又为瓦斯内能的释放创造条件，并为搬运突出物提供了能量和载体，在这种情况下，这种动力现象则表现为煤与瓦斯突出。但是，地应力、瓦斯压力和煤强度在突出过程中各个阶段所起的作用可以是不同的，在通常的情况下，突出的

9、激发阶段，破碎煤体的主导是地应力（包括重力应力、地质构造应力、采动影响的集中应力以及煤吸附瓦斯引起的附加应力等）；而在突出的发展阶段，剥离煤体靠地应力和瓦斯压力的联合作用，运送与粉碎煤炭是靠瓦斯内能（根据对若干典型突出实例的统计数据进行计算，在突出过程中瓦斯提供的能量比地应力弹性能高36倍以上）。压出和倾出时煤体的最初破碎的主导力也是地应力，在极少数突出实例中也可以看到瓦斯压力为主导力发动突出现象，这时需要很大的瓦斯压力梯度与非常低的煤强度。突出煤的重要力学特征是强度低和具有揉皱破碎结构，即所谓“构造煤” ；这种煤处于约束状态时可以储存较高的能量，并使透气性锐减形成危险的瓦斯压力梯度；而当处于

10、表面状态时，它极易破碎，放散瓦斯初速度高、释放能量的功率大，因此当应力状态突然改变或者从约束状态突然变为表面状态时容易激发突出。地应力在突出过程中的主要作用有三：一是激发突出；二是在突出发展阶段中与瓦斯压力梯度联合作用对煤体进行剥离、破碎；三是影响煤体内部裂隙系统的闭合程度和生成新的裂隙、控制着瓦斯的流动和解吸过程，当煤体突然破坏时，伴随着卸压过程、新旧裂隙系统连通起来并处于开放状态，显现卸压流动效应，形成可以携带破碎煤的有压头的膨胀瓦斯风暴。瓦斯在突出过程中的主要作用有三：一是在某些场合，当能形成高瓦斯梯度时，可独立激发突出；在自然条件下，由于有地应力配合，可以不需要很高的瓦斯压力梯度就可激

11、发突出。二是发展与实现突出的主要因素，在突出的发展阶段中，瓦斯压力与地应力配合连续地剥离破碎煤体使突出向深部传播。三是膨胀着的具有压头的瓦斯风暴不断地把破碎的煤运走、加以破碎，并使新暴露的突出孔壁附近保持着较高的地应力梯度与瓦斯压力梯度，为连续剥离煤体准备好必要条件。就这个意义上说，突出的发展或终止将取决于破碎煤炭被运出突出孔的程度，及时而流畅的运走突出物促进突出的发展，反之突出孔被堵塞时，突出孔壁的瓦斯压力梯度骤降，可以阻止突出的发展，以致使突出停止下来。2.3突出敏感指标和临界值的确定根据中国矿业大学林柏泉教授对XX突出敏感指标和临界值的研究，敏感指标采用q、 S和Cq值，临界值为：己组煤

12、层巷道：qmax 3.5（L/min）Smax5.0（kg/m） 无危险 qmax =3.5-4.0 Smax5.0 Cq0.62 无危险 qmax = 3.5-4.0 Smax5.0 Cq0.62 危 险 qmax =3.5 -4.0 Smax5.0 危 险 qmax 4.0 Smax5.0 危 险戊组煤层巷道：qmax 2.8（L/min）Smax5.0（kg/m） 无危险 qmax =2.8-3.4 Smax5.0 Cq0.65 无危险 qmax =2.8-3.4 Smax5.0 Cq0.65 危 险 qmax =2.8-3.4 Smax5.0 危 险 qmax 3.5 Smax5.0

13、危 险戊组采煤工作面：qmax 3.5（L/min）Smax5.0（kg/m）无危险 qmax =3.5-4.0 Smax5.0 Cq0.65 无危险 qmax =3.5-4.0 Smax5.0 Cq0.65 危 险 qmax =3.5-4.0 Smax5.0 危 险 qmax 4.0 Smax5.0 危 险己组采煤工作面：qmax 3.2（L/min）Smax5.0（kg/m）无危险 qmax =3.2-4.0 Smax5.0 Cq0.65 无危险 qmax =3.2-4.0 Smax5.0 Cq0.65 危 险 qmax =3.2-4.0 Smax5.0 危 险 qmax 4.0 Smax

14、5.0 危 险3、突出工作面分级管理根据细则区域划分标准，结合XXXX突出工作面煤层结构、瓦斯及突出危险程度等实际情况，将突出工作面划分为五个等级，即：严重突出危险、突出危险、一般突出危险、突出威胁、无突出危险。根据不同等级，采取不同针对性防突技术措施，从而有效扼制了煤与瓦斯突出事故，确保施工安全。3.1煤与瓦斯突出规律通过对34突出次分析，其突出规律有以下几方面：突出大多发生地质构造附近20m范围之内，特别是断层尖灭处（己1513190机巷外段受辛店大断层的影响，并派生出几条小的断层，在施工不到240m范围内，共发生突出8次）；工作面煤层中软分层增厚，瓦斯含量、压力大，易发生突出（戊二下延皮

15、带下山，工作面软分层厚1.5m，瓦斯含量24m3/t，瓦斯压力2.0MPa）；防突措施不到位。在防突初期，由于采取的防突措施针对性不强，存在着排放钻孔孔径小（42mm），钻孔深度浅（3.0m），钻孔控制范围小（0.6m）的原因，导致19841992年连续发生煤与瓦斯突出事故，共20次。突出大多发生在矿山应力集中区域，巷帮侧压大，支护不到位（戊9-1014140机巷上帮发生2次压出）。3.2划分标准及采取的防突措施划分标准及采取的防突措施如下（表1）。 划分瓦斯压力（Mpa）瓦斯含量（m3/t）软煤厚度 （m）有无大的地质构 造打钻有无异常采面针对性措施严重突出危险工作面1.820己组:0.6有

16、是长抽短排,5米效检两次,边掘边抽,巷帮卸压,浅孔抽放戊组：1.5 突出危险工作面1.21.81620己组:0.6无是直接上接措施,5米效检两次, 边掘边抽,巷帮卸压,浅孔抽放戊组:0.81.5一般突出危险工作面0.741.21016组己:0.20.6无否直接预测,预测不超允许进尺5米,可使用综掘机戊组:0.30.8突出威工作面0.7410己组:0.2无否每30m连续预测两次,指标不超,允许进尺30m,可使用综掘机,戊组: 0.3无突出危险工作面0.68无无否安全防护,使用综掘机3.3分级管理效果分析有效控制了煤与瓦斯突出事故，确保了施工安全。2001年防突工作面采取分级管理后，除2002年掘

17、进工作面发生两次动力现象后，到目前没有发生过煤与瓦斯突出事故。见图1。 采面月产量由45000吨提高到90000吨，平均增加100%，回风瓦斯浓度由0.81.0%降到0.40.6%,涌出量由20m3/min降到12m3/min；掘进工作面月单进尺平均炮掘由50m提高到110m, 浓度由0.6降到0.4%,涌出量由3m3/min降到2m3/min； 综掘由100150m提高到250300m，最高达350m, 浓度由0.8%降到0.6%,涌出量由4m3/min降到2m3/min。 所采取的防突措施针对性强，减少盲目投入，改善矿井经济效益。缩短措施执行时间和效检次数，增加施工时间。使机械化水平得到充

18、分发挥，提高了劳动效率。如己1512130机风巷、戊9-1014140中风巷、己1514060机风巷、己1512100机风巷，按一般突出危险管理，使用掘进机掘进，每月平均进尺200m，提高劳动效率，充分发挥机械化水平。缓解了采掘接替紧张局面，扭转了生产被动局面如戊9-1012170、己1512100、己1512130采面，提前2个月形成采面系统，缓解了采面接替紧张局势，扭转了生产被动局面。高突工作面实行分级管理以来，取得了良好的效果，采取针对性防突措施，有效控制了煤与瓦斯突出事故，缩短了措施执行时间，降低了盲目投资，改善矿井经济效益，达到了安全、高效施工。4、“四位一体”综合防突措施的改进我国

19、在瓦斯突出防治技术上历经四个阶段，即：防护措施阶段、防突措施阶段、突出预测阶段、四位一体综合措施防突阶段。从1988年开始，以防治煤与瓦斯突出细则的颁布为标志，进入“四位一体”综合防突措施阶段。“四位一体”防突措施在防治突出及突出伤人事故上起到了积极的作用。随着开采深度的增加，煤层瓦斯含量和瓦斯压力越来越大，突出危险性日益增大，原制定的“四位一体”防突措施难以满足安全和生产的需要。为适应新的防突要求，需对“四位一体”防突措施进行改进和完善。根据XX34次突出事故的特点和规律，90%均属于以矿山压力为主导的突出事故，我们认为：优化设计、合理采掘布署，在防治突出方面起到至关重要的作用，合理采掘布署

20、，能够减小构造应力及采掘集中应力的影响，从源头上杜绝煤与瓦斯突出。加强采场和巷道支护，能减小煤壁承受的采动应力，降低突出危险性。有效控制采场及巷道的矿山压力，已成为XX煤与瓦斯突出的重要措施。为此，在“四位一体”防突措施的基础上，我们提出了“六位一体”综合防突措施。将设计和支护纳入防突管理的重要内容。即：优化设计、合理采掘部署，加强采场和巷道支护，改进预测预报和效果检验方法，加强措施及安全防护措施的执行。并以优化设计和采掘部署为前提；以强化支护为基础；以预测预报为重点；以现场管理为关键；以安全防护为保证。经实践证明，“六位一体”综合防突措施对防治煤与瓦斯突出效果显著。4.1突出危险性预测预报方

21、法的改进和完善.多指标预测：预测指标由h2一个指标，改为q值cq值和s值三个指标预测；.深孔预测：预测孔深由3.5m改为7m；.多孔预测：预测钻孔数量由2个改为3个；.钻孔方位由原来控制巷道轮廓线以外2m改为3m；.一次循环两次预测（效检）：以往采取效检7 m允许进尺5m的方法，但执行过程中，有多次突出发生在效检进尺3到4米的区段，为此，我们提出并实施了一个循环两次效检的方法；.掘进工作面措施孔深12m第一次效检不超允许进尺2.8 m，第二次效检不超允许进尺2.2 m；回采工作面措施孔深10 m，第一次效检不超允许进尺3.0 m，第二次效检不超允许进尺3. 0m；.措施孔深始终大于效检孔深25

22、 m；4.2防突措施的改进和完善掘进工作面措施改进：排放孔深由10m增大到12m； （加大孔深）措施孔超前距由5m增大到7m，提高了安全系数； （加大超前距）排放孔直径由75mm增大到89 mm，扩大了排放半径；钻孔方位由原来的控制到巷道轮廓线以外2米改为4米；由单纯的采用排放钻孔改为抽放和高压注水；在突出危险性严重的区域同时使用边掘边抽，形成多种措施联合应用。采煤工作面措施改进：预抽煤层瓦斯：在采面风、机巷掘进过程中，布置顺层抽放钻孔，预抽煤层瓦斯；采面密集浅孔卸压抽放：在工作面卸压区打孔径89 mm，孔深10m的钻孔。利用专用封孔器封孔，然后进行抽放。高压注水：浅孔抽放后进行高压注水，湿润

23、煤体，改善煤体结构，降低突出危险性。先在工作面打直径89mm，深度为12m钻孔，进行工作面预抽，当抽放到瓦斯浓度低于某一指标时，进行高压注水，而对于巷道来说，其钻孔的孔径和深度同工作面，主要是超前工作面7m开始抽放瓦斯。5、工作面瓦斯涌出来源及构成5.1采面简介己1512100采面位于己二下延西侧，东起回风下山190米，西至己四皮带上山以东160米，南邻已经回采完的己15-12080采面北为未开采的己15-12120采面，走向长1105米，倾斜长161米，地面标高90.3102.76米，开采标高为 - 423.5 -512.6米，垂深514.8 615.36米，煤层倾角2832度，厚度3.5米

24、，储量81.5万吨，属于突出危险综采工作面。该采面在机风两巷掘进过程中，共揭露断层11条，其中正断层9条（落差0.21.1m）逆断层2条（落差0.30.8m）对回采影响不大。掘进时瓦斯涌出量为：风巷最大3.32 m3/min，最小0.59m3/min，平均2.12m3/min；机巷最大3.32m3/min，最小0.36m3/min，平均1.46m3/min。风巷在掘进过程中q值和s值各超标一次（q=12L/min，s=7kg/m），里切眼在掘进过程中q值超标一次（q=12L/min），并有煤炮声。5.2工作面瓦斯涌出来源及构成工作面瓦斯治理的基本思路是：分源抽放、综合配套、最佳组合的瓦斯治理模

25、式。掌握瓦斯涌出来源及构成是工作面瓦斯治理的基础。影响瓦斯来源和构成的主要因素是：煤层厚度；顶、底板岩性及邻近层距离；煤层瓦斯含量；采煤工艺；工作面生产阶段；分源抽放措施的影响等。工作面瓦斯涌出构成，只有在生产过程中，开展系统的测试才能掌握。我们一方面重视及时掌握瓦斯监测资料，同时还开展专门系统的瓦斯测试，并将二种资料结合进行不断的分析和计算，获得了较为完整的瓦斯来源和构成的资料，为制定和完善瓦斯治理措施提供了基础依据。根据实际测定煤层瓦斯来源分为：煤壁瓦斯涌出；落煤瓦斯涌出；采空区瓦斯涌出；邻近层瓦斯涌出。己16.17煤层距己15煤层层间距为26米，随着工作面回采形成底板动压裂隙，己16.1

26、7煤层中的瓦斯涌入己15煤层工作面。当工作面向前推进，进入采空区后仍然继续涌出。因此己16.17煤层瓦斯成为煤壁和采空区瓦斯的一部分，主要渗入煤壁的瓦斯，混合后难以分开进行测试，所以在计算瓦斯构成时未能单独列出计算。5.2.1煤壁（包含己16.17煤层）瓦斯涌出量采面上出口106架所测的瓦斯代表工作面内部瓦斯，它包括煤壁瓦斯和落煤瓦斯，当停止采煤时所测得的即为煤壁瓦斯。特殊情况下架间泄漏瓦斯少量扩散到工作面中。自2003年2月下旬至6月中旬，在21个班内67次对工作面瓦斯涌出测定结果，46次停产时的统计（见表2）表2 停止割煤时瓦斯涌出测定统计统计次数瓦斯浓度（%）瓦斯涌出量（m3/min）最

27、大值最小值平均值最大值最小值平均值460.540.260.488.644.167.68停止割煤时工作面瓦斯，实际上是煤壁瓦斯。对测试数据进行频率统计（表3），停止割煤时工作面有63.6%的瓦斯浓度分布在0.5%以下，出现高浓度瓦斯往往是执行措施排放孔后随即测定导致的。表3 煤壁瓦斯浓度频率统计类别瓦斯浓度（%）0.40.40.50.50.60.6频数721106频率15.747.722.713.6根据上述统计可以认为：煤壁瓦斯涌出量基本是7.68m3/min左右。煤壁瓦斯的不均衡性主要原因是：打排放孔时，由于钻孔瓦斯涌出量增加，使煤壁瓦斯涌出量增大。如1月20日八点班停产打排放孔，从8点至13

28、点的6次测定，106架瓦斯浓度为0.65%，瓦斯涌出量为10.4m3/min，与割煤时涌出量接近。己16.17煤层动压瓦斯涌出，直接扩散到工作面。从底板裂隙带可以经常测到高浓度瓦斯，局部达到30%，在有积水处往往冒泡向上涌出，己16.17煤层瓦斯使工作面煤壁瓦斯涌出量增加，并难以分开计算。5.2.2落煤瓦斯根据多次在割煤时间内瓦斯涌出测定统计（表4、表5），瓦斯浓度和瓦斯涌出量皆按平均值减去煤壁瓦斯得落煤时瓦斯，计算得瓦斯涌出的不均衡性，落煤瓦斯根据实测资料进行计算。1月10日八点班割煤过程中瓦斯浓度为0.68%、涌出量为10.88m3/min，减去煤壁瓦斯涌出量，得出落煤瓦斯量为3.2 m3

29、/min。表4 割煤时瓦斯涌出量测定统计次数瓦斯浓度（%）涌出量（m3/min）最大最小平均最大最小平均170.780.580.6812.489.2810.88表5 割煤时瓦斯浓度测定频率统计分级0.50.50.60.60.70.70.8合计频数248620频率10204030100落煤瓦斯涌出量的大小与产量有关，前面叙述统计是按目前产量2000吨情况下统计。落煤瓦斯涌出量与割煤速度也有关。割煤速度提高，落煤量增加瓦斯涌出量增加；同时由于连续割煤，可使新煤壁暴露面面积增加。随着新暴露面增加，煤壁总瓦斯涌出量增加。（图2）为1月10日跟机写实资料，反映了割煤过程瓦斯涌出量增加的特点。割煤是自下而

30、上，增加量是各架在割煤前后对比的差值。图2 割煤时煤壁瓦斯增量与架位关系从图2中可以看出，当采煤机割煤到工作面的中部时，瓦斯涌出量达到最大，此后一直稳定在一个高水平。5.3上隅角瓦斯涌出5.3.1上隅角瓦斯涌出特点同一时间内里探头遥测点瓦斯涌出量，减去采面106架测定瓦斯涌出量得上隅角瓦斯涌出量。根据自2月下旬6月中旬67次测定可以看到以下特点：5.3.1.1瓦斯涌出波动性大（表6）表6 上隅角瓦斯涌出分类统计等级状态次数绝对瓦斯涌出量(m3/min)最大最小平均未开抽放泵58.655.07.1风障最佳110.630.30.5风障良好62.161.591.76风障较差323.331.462.6

31、风障最差104.23.113.7开抽放泵时风障开放34.93.864.4上隅角最大瓦斯涌出量8.65m3/min(短时间)，最小0.3m3/min。 5.3.1.2上隅角涌出范围大由于上下风巷的压差较大，在工作面上部形成采空区与工作面的压差，采空区瓦斯风流不仅从上隅角涌出，而且在工作面的上部也出现涌出。如2月12日零点班测试，（见图3）。在50次测定中有40次在上部架箱出现瓦斯泄露。上部瓦斯泄露的架位有差别，这种差别与采面液压支架间距有密切关系。图3 己1512100采面瓦斯涌出测定平面图 Q=1700m3/min Q绝对=14.45 m3/min测试状态及说明：1、2月12日八点班9：00测

32、定，至12：40工序为打排放孔；2、挡风墙及挡风障严密，导风幛长5米；3、下隅角挡风幛长20米，较严密；测试时间：2003-02-125.3.1.3经常出现瓦斯聚积瓦斯聚积发生在：（1）打挡风墙时形成挡风帘、挡风墙开放状态，每天出现23次；（2）掐接、移动抽放管时，此时上隅角抽放停止，（如图4）；（3）挡风墙漏风严重。图4 己1512100采面瓦斯涌出测定平面图 Q=1700m3/min Q绝对=15.3 m3/min测试状态及说明：1、3月16日9：00测定，当日掐接抽放管时，里探头由0.8%增至1.06%；2、挡风墙及挡风幛严密，导风幛长10米；测试时间：2003-03-165.3.1.4

33、防治措施具有动态性上隅角各项措施随采面推进频繁移动位置，实施时它比永久性措施难度大。在认识上由于朝设夕拆，前设后拆，容易产生马虎思想，认为设好后很快要拆，因而能省就省的思想也经常出现。在实施措施上由于工作场所小，操作也存在一些不方便之处。5.4上隅角瓦斯涌出来源分析上隅角瓦斯来源于采空区，采空区随回采由于残存煤量的继续涌出，以及底煤己16.17煤层在动压作用出现裂隙，形成卸压瓦斯进入采空区内还不断有瓦斯涌出。采空区瓦斯虽然采取尾巷抽放，却不可能全部抽出。因此采空区已成为一个瓦斯库。这也就是上隅角瓦斯涌出源。工作面风流通过机巷正前方和下部支架间漏入到采空区，回风侧由工作面风巷的负压作用，采空区风

34、流从工作面上隅角往外流，工作面上下沿切顶线附近风流产生自下而的流动，进而形成采空区风流流动，这种流动使采空区瓦斯不断渗入到切顶线附近这个风流中，并形成高浓度瓦斯风流，到上隅角聚积同时往外涌出。（如图5） 图5 己1512100采面瓦斯风流流场模式图瓦斯风流流动场是考虑和制定上隅角瓦斯治理的认识基础。5.5上隅角瓦斯涌出总量根据实际测定按日计取出的21组数据统计（表7），平均涌出量为12.62m3/min，分布频率最高的为1014m3/min，占总量的瓦斯涌出总量的80.9%。表7 瓦斯涌出量统计测试次数涌出量(m3/min)频率最大最小平均1011111212131314141515全部211

35、7.610.112.6228.614.319194.814.31114区间1113.71112.5瓦斯涌出总量虽有变化，但变化幅度与上隅角瓦斯涌出量变化有密切关系，若按分布频率小的小于11和大于14不计，则工作面瓦斯涌出量12.5m3/min。具体见瓦斯涌出量分布图（图6）图6 己1512100采面瓦斯涌出量分布图根据大量统计工作面绝对瓦斯涌出总量，最大为19.53m3/min，平均1215m3/min，煤壁、落煤和上隅角瓦斯涌出量分别占总量的比例为55%、22.8%、22.2%6 、分源抽放综合治理瓦斯技术的研究和应用6.1卸压瓦斯抽放的理论研究矿井瓦斯是威胁煤矿安全生产的有害气体，同时又是

36、洁净高效能源和优质化工原料。瓦斯抽放不仅可以降低矿井瓦斯涌出量，防止瓦斯爆炸和瓦斯突出灾害，而且抽出瓦斯可作为洁净能源加以利用，减少环境污染。抽放方法分为采前预抽与采后卸压抽放（以井下钻孔抽放方法为主）两类。煤岩体的裂隙构成瓦斯流动通道，它对瓦斯抽出率起决定作用煤层开采时岩层移动形成的采动裂隙导致煤层瓦斯卸压并成为卸压瓦斯的流动通道，煤层透气性显著增大。一般认为，煤体体积膨胀3，其中的瓦斯就可充分卸压。卸压瓦斯运移与采动裂隙场的动态分布特征有着紧密的关系。覆岩采动裂隙分为两类：一类为岩层离层裂隙，它将在整个上覆岩层范围内发展，导致煤层膨胀卸压；另一类为穿层竖项破断裂隙，它是上覆邻近层卸压瓦斯流

37、向开采工作面及其采空区的通道，仅在覆岩一定高度范围内发育，其高度（称之为“导气裂隙带”高度）与煤层采高及覆岩岩性有关，一般工作面（非综放面）不超过70100米。而处于“导气裂隙带”高度以上覆岩区（称之为“上覆远距离采动区”）煤层卸压瓦斯不能流动到下部工作面及其采空区。相对开采煤层而言，可将卸压瓦斯分为以下三类：（1）本煤层卸压瓦斯；（2）邻近层卸压瓦斯，包括上邻近层与下邻近层；（3）上覆远距离煤层卸压瓦斯。其中本煤层与邻近层卸压瓦斯会涌入工作面及其采空区，引起回采空间尤其是工作面上隅角瓦斯积聚与超限，造成安全隐患。上覆远距离煤层卸压瓦斯不能流入开采工作面，因而不会对回采安全造成危害，如就煤层气

38、资源开发而言，上覆远距离卸压瓦斯可大面积抽放出来。本报告拟采用的顶板高位水平钻孔，处于穿层竖向裂隙极为发育的范围。卸压钻孔抽放为国内外瓦斯矿井普遍采用，其技术关键在于根据采动裂隙场分布规律合理布置抽放钻孔。我国从60年代开始，就开展了解放层开采于卸压瓦斯抽放实验，取得了显著的成效，至今已形成了以阳泉矿区为代表的较完善的卸压瓦斯抽放技术。但仍存在诸如抽放率不高、钻孔工程最大、当瓦斯特别大时仍不能完全解决工作面安全问题。通过将覆岩移动及其裂隙场分布规律应用于卸压瓦斯抽放中研究，形成了卸压瓦斯抽放钻孔的基本原则，即卸压瓦斯抽放“0”形圈理论。通过相似材料模拟实验、实测等长壁开采覆岩采动裂隙场两阶段发

39、展与“0”形圈分布规律。即从开切眼开始，随着工作面推进，采动裂隙不断发展，采空区中部采动裂隙最发育，此为采动裂隙发展的第一阶段。当采出面积达到一定值后，进入采动第二阶段，此时，位于采空区中部的采动裂隙趋于压实，而在采空区四周存在一连通的采动裂隙发育区，称其为采动裂隙“0”形圈，其周边宽度为3040米左右。煤层卸压瓦斯的流动是一个连续不断的两步过程：第一步，以扩散的形式，瓦斯从没有裂隙的煤体中流到周围的裂隙中去；第二步，以渗流的形式，瓦斯沿裂隙到抽放钻孔出处，采动裂隙成为瓦斯流动的通道。显然，将抽放钻孔布置在裂隙发育且能长时间保持的区域，有利于卸压瓦斯流动到抽放系统。根据覆岩采动裂隙分布特征建立

40、卸压瓦斯抽放“0”形圈理论如下：“0”形圈相当于一条“瓦斯河”，周围煤岩体中的瓦斯析后能渗流不断地汇聚到这条“瓦斯河”中。因此，卸压瓦斯抽放钻孔应打到采动裂隙“0”形圈内，以保证钻孔及巷道有较长的抽放时间、较大的抽放范围、较高的瓦斯抽放率。卸压瓦斯抽放为国内外瓦斯矿井普遍采用，其技术关键在于根据采动裂隙场分布规律合理布置抽放钻孔。我国从60年代开始，就开展了解放层开采与卸压瓦斯抽放实验，取得了 显著成效，至今已形成了以阳泉矿区为代表的较为完善的卸压瓦斯抽放技术。6.2采空区三带分析6.2.1采空区三带划分：采空区沿竖直方向可划分为：冒落带、裂隙带、变形带三带，XX己15煤层顶板以上810米有一

41、层不易跨落的细砂岩，冒落带上部只能冒落到该位置，因此冒落带高度为810米，裂隙带厚度3040米，变形厚度50100米。6.2.2瓦斯分析：冒落带下部为低浓度瓦斯，在采面负压通风的作用下，瓦斯大部分从上隅角涌出，其上部瓦斯浓度较高，受负压通风影响较小，只有顶板跨落或周期来压时，才向工作面涌出。裂隙带富有大量的高浓度游离瓦斯，一般不向外涌出。随着工作面的推进，裂隙带岩块的不断下沉，其断裂不彻底岩梁结构也会失稳而垮落（当然，如果采高较小，而垮落带较大时，裂隙带也可能不会垮落），此时，钻孔抽放瓦斯由于暴露在空气当中而失去抽放效果。因此存在钻孔合理抽放时间的问题，显然它与顶板周期来压，工作面推进速度有很

42、多关系，周期来压步距越大，工作面推进速度越慢，则抽放时间就越长，发生瓦斯事故率就越低。6.2.3 三带的基本概念和空间形态煤层开采后，煤层要发生移动和破坏。经长期观测证实：覆岩移动和破坏具有明显的分带性，其特质与地质、采矿等条件有关。在采用走向长壁全部冒落法开采缓倾斜中厚煤层的条件下，只要采深达到一定深度，覆岩的破坏与移动可出现三个具有代表性的分布，自下而上分别称为：冒落带、裂隙带和弯曲带，一般简称为“三带”。6.2.3.1 冒落带冒落带是指脱离岩层母体，失去连续性，呈不规则岩块或似层状巨块向采空区冒落的那部分岩层。冒落带位于覆岩的最下部，紧贴煤层。煤层采空后，上覆岩层失去平衡，由直接顶板岩层

43、开始冒落，并逐渐向上发展，直到开采空间被冒落岩块充满为止（有问题，冒落带与裂隙带的本质区别在于是否能够传递水平应力而形成“传递岩梁”的周期性结构）。冒落带下部岩层破坏最大，失去层状，呈不规则岩块冒落，杂乱堆积于采空区内，该部分称为不规则冒落带。向上冒落岩块渐大，甚至过渡为巨块冒落，呈似层状断块，脱离母体岩层，不连续地覆盖于不规则冒落带之上，位于冒落带上部，称其为规则冒落带。冒落岩块由于碎胀，体积较冒落前增大，增大比率可用碎胀系数表示，碎胀系数大小与岩性及采厚有关。硬岩及采厚较大时，其值大，反之则小，平均在1.21.6。在自由堆积状态下，由于冒落岩块的碎胀性而逐步填充开采空间，导致冒落带向上发展

44、至一定高度而自行停止。冒落带内岩块之间空隙多，连通性强，是水体和泥沙溃入井下的通道，也是瓦斯逸出或聚积的场所。图7 水平倾斜煤层（ 035）三带的空间分布6.2.3.2 裂隙带裂隙带是指位于冒落带之上，具有与采空区连通的导水裂隙，但连续性未受破坏的那一部分岩层。裂隙带的裂隙主要有两种：一种是垂直或斜交于岩层的新生张裂隙，主要是岩层向下弯曲受拉而产生，它可部分或全部穿过岩层分层，但其两侧岩体基本无相对位移而保持层状连续性，另一种是沿层面的离层裂隙。离层裂隙主要是因岩层间力学性质差异较大，岩层向下弯曲移动不同步所致。根据垂直层面裂隙、离层裂隙的不同张裂程度的裂缝的连通性好坏，裂隙带可分为严重断裂、一般断裂和微小断裂三部分。裂隙带三部分透水性能不同，严重断裂部分内（图7 ）岩层大都断开，裂隙的连通性强，漏水严重；一般开裂内（图7 ）岩层不断或很少断开，裂隙的连通性较强，漏水程度一般；微小开裂部分内（图7 ）岩层有裂隙，基本不断开，裂隙的连通性不太好，漏水性微弱。由于裂隙带与冒落带有连通的裂隙，是水体溃入井下的通道，也是瓦斯逸出或积聚的场所。裂隙带随采空区扩大而向